CN102534225B - 一种阳极泥的处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及贵金属冶炼领域，是一种阳极泥的处理方法，解决现有技术中阳极泥提取技术劳动强度大，成本高，浪费资源，贵重金属损耗大等问题，提供一种阳极泥的处理方法该方法为选自如下步骤的循环工艺：1）将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼，生成合金和中间提炼金属；2）收集中间提炼金属，将合金浇铸成阳极板；3）配制电解液将阳极板和阴极片分别放入电解液中；4）电解过程除常规添加剂外，加入硅胶凝絮剂到电解液中，保证高杂质合金产品品质；5）电解析出所需金属。本发明操作灵活，回收率高，环保节约，适宜推广应用。
Description
技术领域
本发明涉及贵金属冶炼领域，是一种阳极泥的处理方法。
背景技术
阳极泥是在电流作用下，阳极溶解过程中产生的不溶性残渣，是电解精练时落于电解槽底的泥状细粒物质。主要由阳极粗金属中不溶于电解液的杂质和待精练的金属组成。往往含有贵重和有价值的金属，可以回收作为提炼金、银等贵重金属的原料。例如由电解精练铜的阳极泥可以回收铜，并提取金、银、硒、碲等，从阳极泥金中提取贵金属尤其是金银的方法现有火法、湿法、火-湿法混合流程。
火法为传统的工艺。一般火法工艺是火法熔炼，加除渣剂造渣除杂后，进行吹炼，吹炼出多尔合金(Au+Ag＞98％)，然后电解合金分离精炼金、银。过程中产生的大量熔炼渣返回其它系统(火法炼铜或炼铅)或还原处理。火法处理的优点是处理量大，生产周期短，缺点是因熔炼渣量大，带走了相当一部分金银，造成金银直收率低，熔炼渣返回其它系统，生产周期长，金银不便于管理。冶炼过程中贵金属还会有损失，总回收率也不高。氧化渣返回其它系统也容易造成有害杂质反复循环累积，不利于系统作业；熔炼渣如果还原处理，需要的设备规模大，物料重复倒运。而且由于熔炼过程进行了造渣返应(主要是加入了石英砂)，需另加单质铁、氧化钙、焦碳等辅助材料，劳动强度大，成本费用高。
湿法是用酸化手段，将金银溶于水(酸或碱)溶液，然后进行沉淀、络和或淬取分离。优点是回收率高，金银回收率达90％以上。不足是处理能力小、伴生金属以盐或氧化物的形式分离，不利于综合回收，而且废水量大，设备腐蚀严重。易造成、氧、硫、氯的空气污染。火法湿法联合流程是将火法产生的氧化渣湿法处理，提高了金银回收率，但同样产生了湿法过程中的综合回收性能差，废水量大的问题。
现有技术中有一种技术偏见，认为在阳极泥等废渣中提炼贵金属，应该从最贵重的金属开始提炼，这样能尽力避免贵金属的损耗，但是发明人经过大量实验，认为这样的提取方法实际上对于贵重金属来讲损耗更大，产出的含有金银的渣不易处理，而且劳动强度大，成本高，浪费资源。
传统的合金分离较多的采用火法。因为常规电解法分离常由于杂质含量高而影响主金属品质，发明人经大量的实验，发现控制电解时的电流密度，外加凝絮剂硅胶后产出的主品位金属完全满足国标要求。
发明内容
本发明的一个目的是为解决上述现有阳极泥提取技术劳动强度大，成本高，浪费资源，贵重金属损耗大等问题，提供一种阳极泥的处理方法。
为实现上述目的，本发明的一个技术方案提供了一种阳极泥的处理方法，该方法为选自如下步骤的循环工艺：1)将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼生成合金；2)收集中间提炼金属，将合金浇铸成阳极板；3)配制电解液将阳极板和阴极片分别放入电解液中；4)电解析出所需金属。
本发明所述步骤1-4为循环步骤，所述电解中生成的阳极泥汇集后与焦炭混合，进行熔炼，重复步骤1-4。
所述电解析出所需金属后的阳极板残板返熔炼炉重新浇注阳极板进行电解。
所述步骤1熔炼过程中还可以包括吹灰工艺；将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼生成合金；并进行吹灰工艺得到灰渣。
所述步骤1)中的熔炼是在1000-1400℃条件下进行的。
所述步骤3中的电解液按下述标准配制：
当回收铅时：采用硅氟酸和黄丹(PbO)配制电解液，控制Pb2+70～80g/L,H2SiF6不低于110g/L，凝絮添加剂0-10g/L。
回收铋电解液中NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70-90g/L，凝絮添加剂0-10g/L。
回收银时，电解液中Ag+浓度为80-100g/L、HNO3浓度为30-40g/L，凝絮添加剂0-10g/L。
回收金时，电解液中Au3+浓度为250-350g/L、HCl浓度为200-300g/L，凝絮添加剂0-10g/L。
所述凝絮添加剂选自聚丙烯酰胺、聚丙烯酸钠、聚合硫酸铁硅、硅胶，优选复合凝絮添加剂，按照质量百分比聚丙烯酸钠20-30％，硅胶70-80％。
还包括预处理步骤，在步骤1)处理之前，可进行浸出铜步骤：将来自于电解铜、铅或其他工艺过程中产生的阳极泥浸出，控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250g/L,通氧时间150min,可有效地浸出铜,铜浸出率达93％以上。
一、回收铅
1、将来自于电解铜、铅或其他工艺过程中产生的阳极泥浸出，控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250g/L,通氧时间150min,可有效地浸出铜,铜浸出率达93％以上。浸出铜液返铜电解(电积或制备硫酸铜)。碲、砷等浸出率大于70％，采用其它方式回收。
2、脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1100-1300℃温度条件还原熔炼,得还原铅铋合金A(主要是铅、铋、铜、银、金、锑等)与非金属烟灰(气)，非金属烟灰(气)用来回收硒等有价金属。
3、将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm,宽200mm,厚度24mm。
4、配制电解液，采用硅氟酸和黄丹(PbO)配制电解液，控制Pb2+70～80g/L,H2SiF6不低于110g/L,凝絮添加剂8g/L。
5、将铅铋合金A阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中，在槽电压0.3-0.6V、电流密度为75-120A/m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅(,最终产出的精铅质量可以达到GB/T469—1995中的Pb99.994，及以铋银为主的铋银阳极泥Y1，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
二、回收铋
1、将Y1装入熔炼炉1100-1200℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂,析出渣主要是铜、铅、锑、金、银等，得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Z1。
2、将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm,宽200mm,厚度24mm。
3、配制电解液，电解液中NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70-90g/L，将合金粗铋B阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中。
4、控制电流密度为150A/m2，槽电压0.3-0.6V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽,凝絮添加剂8g/L，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铋Bi99.996(相当于GB-T 915-1995一号铋)的要求)及以银锑为主的银锑阳极泥Y2，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。三、回收银
1、将Y2、Z1及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1150-1200℃得贵锑，鼓入150-200Kpa的风进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C。
2、除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1150-1200℃下进行第二次灰吹，得到多尔合金(Au+Ag>98％)与高金银灰吹渣。高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Z1一起进行还原熔炼并进行一次灰吹。
3、将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm,宽200mm,厚度24mm。
4、配制电解液，电解液中Ag+浓度为80-100g/L、HNO3浓度为30-40g/L，将多尔合金阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中。
5、控制电流密度为150-300A/m2，槽电压2-3V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽,凝絮添加剂8g/L，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极银粉。Ag99.995(相当于一号银的要求)及以金为主的金阳极泥Y2，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
四、回收金
1、将金阳极泥Y3在1100℃熔炼浇铸成阳极板，阳极板长度为320mm,宽200mm,厚度24mm。
2、配制电解液，电解液中Au3+浓度为250-350g/L、HCl浓度为200-300g/L，将阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中。
3、控制电流密度为500-700A/m2，槽电压0.3-0.5V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽,凝絮添加剂8g/L，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极银粉。Ag99.95(相当于一号银的要求)及以铂、钯为主的金阳极泥Y4，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
五、回收锑
1、将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在700-800℃进行还原熔炼，得粗锑并浇铸成锑阳极板，阳极板长度为320mm,宽200mm,厚度24mm。
2、电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成,电解液基本成分为SO2- 4360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L。电流密度150A-180/m2,槽温<35℃。电解液添加剂视电解情况适量添加。电解槽电压在0.5V-0.6V之间。电解析出阴极锑Sb99.9一号锑的要求，以及以铅、铋银为主的锑阳极泥Y5。
3、锑阳极泥Y5返原始阳极泥还原熔炼工序。综合回收其中有价金属。
每一步骤得到的阳极泥，如Y1、Y2、Y3、Y4、Y5，可与原始阳极泥合并，重复步骤一到五，也可以将本步骤重复，并收集本步骤所得的阳极泥，合并，进行下一步工序。
所述凝絮添加剂为复合凝絮添加剂，按照质量百分比聚丙烯酸钠25％，硅胶75％。
复合凝絮添加剂效果突出，更好的实现了金属物质的提取，用本配方的复合凝絮添加剂比用单独一种的凝絮添加剂提取率提高2-5％。
本发明的有益效果在于：
本发明扭转了现有技术中的从阳极泥中提炼有用金属从最贵重的金属开始提取贵重金属损耗量小的技术偏见，科学地考虑到阳极泥中各成分含量，采用循环工序，从含量多的金属开始提取，然后逐步合并剩余物质进行贵重金属的提取，此时贵重金属在逐步提取出含量较高的贱金属后，在阳极泥中累积，含量较高时进行提取，提取容易，损耗小，提取后的贵重金属管理方便，适宜工业推广应用。
本发明视阳极泥成份，可灵活节作业顺序，或省去某些步骤，等其中某些金属的含量富集到一定程度在进行提取。
采用本发明的方法金银回收率高，贵、贱金属综合回收的方法，成本低、污染小、金属回收率高，适合于各种品位的含金银物料，适用于大型有色冶炼或专门从事贵金属冶炼的企业。
附图说明：
图1是实施例1的流程图。
具体实施方式
下面结合实施例来进一步说明本发明，但并不作为对本发明的限定。
实施例1
某冶炼厂阳极泥1000Kg，成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 10 | 1 | 5 | 30 | 10 | 3 | 4 | 2 | 30 |
1、采用高压的酸浸方式，将阳极泥中的铜降低至小于1％。
2、采用反射炉(或其它炉型)1200℃进行还原熔炼，得到铅铋合金A，重500Kg，浇铸成阳极板，成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.77 | 1.999 | 9.999 | 59.95 | 19.998 | 5.94 | 0.11 | 0.055 | 1.09 |
3、槽电压0.6V，电流密度110A/m，Pb2+70～80g/L,H2SiF6110g-130g/L,凝絮添加剂10g/。l对铅铋合金A阳极板进行电解。生成含铅>99.994％的阴极铅290Kg。生成以铋银为主的铋银阳极泥Y1重201Kg，
铋银阳极泥成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.8 | 4.97 | 24.86 | 4.8 | 49.3 | 14.64 | 0.27 | 0.14 | 0.27 |
4、采用反射炉(或其它炉型)1100-1200℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂，得到粗铋合金B，重93Kg，及熔析渣Z1，重98Kg，成份如下
粗铋合金B
熔析渣Z1
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.48 | 9.9 | 49.13 | 8.5 | 3.77 | 26.5 | 0.46 | 0.18 | 0.77 |
控制电流密度为150A/m2、异极距为12cm，电解液循环量为25-35L/min·槽，NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70-90g/L,凝絮添加剂10g/。对B进行电解，得到阴极铋87Kg，以及以阳极泥y2重4.85Kg。
阳极泥Y2成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 1.9 | 3.71 | 36.05 | 5.93 | 3 | 40 | 1.52 | 1.33 | 6.4 |
5、将熔析渣z1与阳极泥y2混合，采用反射炉(或其它炉型)800-1100℃进行氧化熔炼并进行分段灰吹，得到金银含量>98％的多尔合金C重50Kg，一次灰吹氧化渣z2重28.5Kg，二次灰吹渣z3重28.18Kg。
朵尔合金C成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.1 | 17.52 | 82.34 | 0.01 | 0.01 | 0.02 | <0.01 | <0.01 | 0.1 |
对c进行电解，得到阴极银41Kg，以及以金阳极泥重9Kg。金阳极泥熔化电解得金8.2Kg及铂钯阳极泥0.8Kg
铂钯阳极泥成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.06 | 15 | 4.15 | 0.02 | 0.05 | 0.07 | 1.3 | 1.5 | 77 |
6、灰吹渣z3成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.89 | 3.93 | 30.8 | 28 | 12.5 | 16 | 1.89 | 0.87 | 5.1 |
7、灰吹渣z2成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.1 | 0.04 | 0.17 | 0.71 | 0.91 | 81.5 | 0.05 | 0.18 | 16.4 |
还原熔炼并熔析灰吹渣z2得粗锑合金C重24.1Kg
合金粗锑C成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.12 | 0.047 | 0.201 | 0.795 | 0.98 | 97 | 0.05 | 0.08 | 0.9 |
8、控制电流密度为150A/m2、异极距为12cm，电解液循环量为25-35L/min·槽，SO2- 4360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L,凝絮添加剂10g/。对C进行电解，得到阴极锑23Kg，以及以阳极泥y3重1Kg。
阳极泥Y3成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.08 | 0.96 | 2.24 | 20.4 | 20.4 | 48.88 | 0.06 | 0.09 | 7.2 |
Y3返回工序2。
综合回收率分别为：
Au：99.39％Ag：99.52％Bi：90.76％Pb：97.90％Sb：92.36很好的实现了多金属综合回收利用。
经济效益：
Bi按价格150元/kg
150*10％*1000*90.76％＝13614元
Pb按价格16元/kg
16*30％*1000*97.9％＝4699元
Sb按价格80元/kg
80*3％*1000*92.36％＝2216元
每处理吨阳极泥总增加收益：20529
实施例2
某冶炼厂阳极泥1000Kg，成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 8 | 1 | 9 | 15 | 15 | 7 | 3 | 3 | 39 |
10、采用高压的酸浸方式，将阳极泥中的铜降低至小于1％。
11、采用反射炉(或其它炉型)1200℃进行还原熔炼，得到铅铋合金A，重480Kg，浇铸成阳极板，成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.76 | 2.08 | 18.75 | 31.00 | 31.03 | 14.51 | 0.11 | 0.06 | 1.09 |
12、槽电压0.6V，电流密度110A/m,2Pb2+70～80g/L,H2SiF6 110g-130g/L,凝絮添加8g/。对铅铋合金A阳极板进行电解。生成含铅>99.994％的阴极铅140Kg。生成以铋银为主的铋银阳极泥Y1重350Kg，
铋银阳极泥成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.8 | 2.86 | 25.71 | 4.80 | 42.55 | 19.90 | 0.27 | 0.14 | 0.27 |
13、采用反射炉(或其它炉型)1100-1200℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂，得到粗铋合金B，重142Kg，及熔析渣Z1，重205Kg，成份如下
粗铋合金B
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.1 | 0.2 | 1.95 | 0.32 | 95.89 | 2.11 | 0.08 | 0.07 | 0.1 |
熔析渣Z1
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.48 | 4.7 | 42.5 | 8 | 5.5 | 32.5 | 0.46 | 0.18 | 5 |
控制电流密度为150A/m2、异极距为12cm，电解液循环量为25-35L/min·槽，NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70-90g/L,凝絮添加剂8g/。对B进行电解，得到阴极铋137Kg，以及以阳极泥y2重7.6Kg。
阳极泥Y2成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 1.9 | 3.71 | 36.05 | 5.93 | 3 | 40 | 1.52 | 1.33 | 6.4 |
14、将熔析渣z1与阳极泥y2混合，采用反射炉(或其它炉型)800-1100℃进行氧化熔炼并进行分段灰吹，得到金银含量>98％的多尔合金C重90Kg，一次灰吹氧化渣z2重75Kg，二次灰吹渣z3重55.1Kg。
朵尔合金C成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.1 | 9.25 | 90.1 | 0.01 | 0.01 | 0.02 | <0.01 | <0.01 | 0.1 |
对c进行电解，得到阴极银81Kg，以及以金阳极泥重8.9Kg。金阳极泥熔化电解得金8.2Kg及铂钯阳极泥0.8Kg
铂钯阳极泥成份如下：
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.06 | 15 | 4.15 | 0.02 | 0.05 | 0.07 | 1.3 | 1.5 | 77 |
15、灰吹渣z3成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.89 | 3 | 14 | 29.5 | 19.5 | 16 | 1.89 | 0.87 | 5.1 |
16、灰吹渣z2成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.01 | 0.04 | 0.17 | 0.71 | 0.91 | 81.5 | 0 | 0.18 | 16.4 |
还原熔炼并熔析灰吹渣z2得粗锑合金C重63Kg
合金粗锑C成份如下：
8、控制电流密度为150A/m2、异极距为12cm，电解液循环量为25-35L/min·槽，SO2- 4 360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L,凝絮添加剂8g/。对C进行电解，得到阴极锑60Kg，以及以阳极泥y3重2.5Kg。
阳极泥Y3成份如下
| Cu | Au | Ag | Pb | Bi | Sb | Se | As | 其它 |
| 0.08 | 1.13 | 4.78 | 18.8 | 23.5 | 40 | 0.8 | 0.6 | 10.3 |
Y3返回工序2。
综合回收率分别为：
Au：99.48％Ag：99.59％Bi：99.03％Pb：98.68％Sb：99.51
很好的实现了多金属综合回收利用。
实施例3：
某阳极泥铅含量最大，其次为含铋量，按照如下步骤操作：
一、回收铅：预处理：将来自于电解铜、铅或其他工艺过程中产生的阳极泥浸出，控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250g/L,通氧时间150min,有效地浸出铜；
1)脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1200℃温度条件还原熔炼,得还原铅铋合金A与非金属烟灰烟气或金属烟灰烟气；
2)将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，采用硅氟酸和黄丹配制电解液，控制Pb2+75g/L,H2SiF6不低于110g/L,凝絮添加剂8g/L；
4)将铅铋合金A阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中，在槽电压0.5V、电流密度为100A/m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为30L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅及以铋银为主的铋银阳极泥Y1,凝絮添加剂8g/L；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
二、回收铋：
1)将Y1装入熔炼炉1150℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂,得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Z1；
2)将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中NaCl浓度为70g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为80g/L，将合金粗铋B阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为150A/m2，槽电压0.3-0.6V，电解液温度40℃，电解液循环量为30L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极铋Bi及以银锑为主的银锑阳极泥Y2；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
三：回收银：
1)将Y2、Z1及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1190℃得贵锑，鼓入180Kpa的风进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C；除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1180℃下进行第二次灰吹，得到多尔合金(Au+Ag>98％)与高金银灰吹渣；高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Z1一起进行还原熔炼并进行一次灰吹；
2)将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中Ag+浓度为90g/L、HNO3浓度为35g/L，将多尔合金阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为200A/m2，槽电压2.5V，电解液温度40℃，电解液循环量为30L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极银粉及以金为主的金阳极泥Y3，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
四、回收金：
1)将金阳极泥Y3在1100℃熔炼浇铸成阳极板；
2)配制电解液，电解液中Au3+浓度为300g/L、HCl浓度为250g/L，将阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
3)控制电流密度为600A/m2，槽电压0.4V，电解液温度40℃，电解液循环量为30L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L电解析出阴极金粉及以铂、钯为主的金阳极泥Y4，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
五、回收锑：
1)将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在750℃进行还原熔炼；
2)得粗锑并浇铸成锑阳极板；
3)电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成,电解液基本成分为SO2- 4360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L；
4)控制在电流密度160A/m2,槽温<35℃条件下进行电解，电解槽电压在0.5V之间,凝絮添加剂8g/L；电解析出阴极锑以及以铅、铋银为主的锑阳极泥Y5；
锑阳极泥Y5返原始阳极泥还原熔炼工序，综合回收其中有价金属。
综合回收率分别为：
Au：99.68％Ag：99.79％Bi：99.63％Pb：98.88％Sb：99.71
很好的实现了多金属综合回收利用。
经济效益：
Bi按价格150元/kg
150*15％*1000*99.33％＝22349元
Pb按价格16元/kg
16*15％*1000*98.88％＝2373元
Sb按价格80元/kg
80*7％*1000*99.71％＝5583元
每处理吨阳极泥总增加收益：30305
所述凝絮添加剂为复合凝絮添加剂，按照质量百分比聚丙烯酸钠25％，硅胶75％。
实施例4：
某阳极泥铅含量最大，其次为含铋量，按照如下步骤操作：
一、回收铅：预处理：将来自于电解铜、铅或其他工艺过程中产生的阳极泥浸出，控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250g/L,通氧时间150min,有效地浸出铜；
1)脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1200℃温度条件还原熔炼,得还原铅铋合金A与非金属烟灰烟气或金属烟灰烟气；
2)将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，采用硅氟酸和黄丹配制电解液，控制Pb2+75g/L,H2SiF6不低于110g/L,凝絮添加剂8g/L；
4)将铅铋合金A阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中，在槽电压0.3-0.6V、电流密度为75A/m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为25L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅及以铋银为主的铋银阳极泥Y1；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
二、回收铋：
1)将Y1装入熔炼炉1100℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂,得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Z1；
2)将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中NaCl浓度为60g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70g/L，将合金粗铋B阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为150A/m2，槽电压0.3V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极铋Bi及以银锑为主的银锑阳极泥Y2；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
三：回收银：
1)将Y2、Z1及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1150℃得贵锑，鼓入180Kpa的风进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C；除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1150℃下进行第二次灰吹，得到多尔合金(Au+Ag>98％)与高金银灰吹渣；高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Z1一起进行还原熔炼并进行一次灰吹；
2)将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中Ag+浓度为80g/L、HNO3浓度为30g/L，将多尔合金阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为150A/m2，槽电压3V，电解液温度40℃，电解液循环量为35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极银粉及以金为主的金阳极泥Y3，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
四、回收锑：
1)将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在800℃进行还原熔炼；
2)得粗锑并浇铸成锑阳极板；
3)电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成,电解液基本成分为SO2- 4360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L；
4)控制在电流密度150A/m2,槽温<35℃条件下进行电解，电解槽电压在0.5V-0.6V之间,凝絮添加剂8g/L；电解析出阴极锑以及以铅、铋银为主的锑阳极泥Y5；
五、回收金：
1)将金阳极泥Y3在1100℃熔炼浇铸成阳极板；
2)配制电解液，电解液中Au3+浓度为250g/L、HCl浓度为300g/L，将阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
3)控制电流密度为700A/m2，槽电压0.5V，电解液温度40℃，电解液循环量为35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,电解析出阴极金粉及以铂、钯为主的金阳极泥Y4，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；锑阳极泥Y5返原始阳极泥还原熔炼工序，综合回收其中有价金属。
综合回收率分别为：
Au：99.28％Ag：99.19％Bi：99.03％Pb：98.18％Sb：99.11
很好的实现了多金属综合回收利用。
Claims (1)
1.一种阳极泥的处理方法，其特征在于，该方法为按照如下步骤操作：
一、回收铅：预处理：将来自于电解铜、铅或其他工艺过程中产生的阳极泥浸出，控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250g/L,通氧时间150min,有效地浸出铜；
1)脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1100-1300℃温度条件还原熔炼,得还原铅铋合金A与非金属烟灰烟气或金属烟灰烟气；
2)将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，采用硅氟酸和黄丹配制电解液，控制Pb2+70～80g/L,H2SiF6不低于110g/L,凝絮添加剂8g/L；
4)将铅铋合金A阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中，在槽电压0.3-0.6V、电流密度为75-120A/m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅及以铋银为主的铋银阳极泥Y1,凝絮添加剂8g/L；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
二、回收铋：
1)将Y1装入熔炼炉1100-1200℃进行还原熔炼，逐步降温到262℃进行熔析除杂,得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Z1；
2)将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80g/L、Bi3+浓度为70-90g/L，将合金粗铋B阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为150A/m2，槽电压0.3-0.6V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极铋Bi及以银锑为主的银锑阳极泥Y2；
5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
三：回收银：
1)将Y2、Z1及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1150-1200℃得贵锑，鼓入150-200Kpa的风进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C；除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1150-1200℃下进行第二次灰吹，得到多尔合金与高金银灰吹渣；高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Z1一起进行还原熔炼并进行一次灰吹；
2)将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中Ag+浓度为80-100g/L、HNO3浓度为30-40g/L，将多尔合金阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为150-300A/m2，槽电压2-3V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L，电解析出阴极银粉及以金为主的金阳极泥Y3，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
四、回收金：
2)将金阳极泥Y3在1100℃熔炼浇铸成阳极板；
3)配制电解液，电解液中Au3+浓度为250-350g/L、HCl浓度为200-300g/L，将阳极板和阴极片分别放入用于电解的电解液中；
4)控制电流密度为500-700A/m2，槽电压0.3-0.5V，电解液温度40℃，电解液循环量为25-35L/min·槽，电解液添加剂视电解情况适量添加,凝絮添加剂8g/L电解析出阴极金粉及以铂、钯为主的金阳极泥Y4，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；
五、回收锑：
1)将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在700-800℃进行还原熔炼；
2)得粗锑并浇铸成锑阳极板；
3)电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成,电解液基本成分为SO2- 4 360g/L,总F-80g/L,Sb3+110g/L,NH+ 450g/L；
4)控制在电流密度150A-180/m2,槽温<35℃条件下进行电解，电解槽电压在0.5V-0.6V之间,凝絮添加剂8g/L；电解析出阴极锑以及以铅、铋银为主的锑阳极泥Y5；
锑阳极泥Y5返原始阳极泥还原熔炼工序，综合回收其中有价金属。
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